（山西霍寶干河煤礦有限公司，山西 洪洞 041600）

我國煤炭儲(chǔ)量較為豐富，在已經(jīng)探明的煤炭儲(chǔ)量中，其中接近一半的儲(chǔ)量為中厚煤層。其開采方法主要有分層開采、綜放開采和大采高綜采三種，而對(duì)于中厚煤層而言比較高效的開采方式即為大采高一次全采工藝。國內(nèi)專家學(xué)者對(duì)于綜采工作面的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律進(jìn)行了深入研究[1-8]，但隨著煤層采高和地質(zhì)條件的變化，工作面礦壓顯現(xiàn)情況與其他一般開采的工作面有著較大差距[9]。因此，本文將以山西焦煤霍州煤電霍寶干河煤礦2-126采煤工作面為研究對(duì)象，分析一次采全高走向長壁后退式綜合機(jī)械化采煤工藝技術(shù)特點(diǎn)和施工參數(shù)，對(duì)該工作面的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)，并對(duì)觀測(cè)數(shù)據(jù)進(jìn)行分析探討，以期掌握該采煤方法的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律。

1 工作面概況

2-126采煤工作面總體為單斜構(gòu)造，開采煤層平均厚度3.75m，夾矸0.55 m左右，煤層結(jié)構(gòu)1.8（0.55）1.4，煤層傾角7°～11°，平均9°，煤層硬度（f）為1.5，屬于穩(wěn)定性煤層。煤層直接頂板為細(xì)粒砂巖，厚2.45m，基本頂為中粒砂巖，厚4.8m，直接底板為炭質(zhì)泥巖，厚2.9m，老底為中粒砂巖，厚3.1m，見圖1。鉆探驗(yàn)證該工作面所有驗(yàn)證鉆孔施工過程中均未出水，表明工作面無水害威脅。

圖1 煤層頂?shù)装迩闆r

2-1261工作面兩巷沿煤層走向布置，工作面沿煤層傾向布置，Ⅰ塊段長190m，切巷長216 m；Ⅱ塊段113m，切巷長142 m；Ⅲ塊段長101m，切巷長78m，工作面采用走向長壁后退式綜合機(jī)械化一次采全高采煤方法。為了盡量減少儲(chǔ)量損失，提高資源回收率，同時(shí)結(jié)合工作面三機(jī)配套，工作面采高定為3.75m，采用垮落法處理采空區(qū)頂板。根據(jù)工作面巖性特征、煤層特征等相關(guān)工程地質(zhì)條件進(jìn)行機(jī)械化配套選型，確定ZY9000/25.5/55型雙柱掩護(hù)式液壓支架作為中間架，機(jī)頭排頭架4架和機(jī)尾排頭架選擇4架均選用ZY13000/26/55型液壓支架，主要技術(shù)參數(shù)見表1。

表1 液壓支架主要技術(shù)參數(shù)

2 礦壓監(jiān)測(cè)方案及其顯現(xiàn)規(guī)律

2.1 礦壓監(jiān)測(cè)方案

（1）工作面

工作面礦壓監(jiān)測(cè)內(nèi)容包括液壓支架載荷量、頂?shù)装逡平?。工作面液壓支架工作阻力監(jiān)測(cè)采用KJ216無線監(jiān)測(cè)系統(tǒng)，工作面共有125個(gè)支架，每隔5架安裝一臺(tái)，共計(jì)分站25個(gè)，即3#、8#、13#、18#、23#、28#、33#、38#、43#……118#、123#。

（2）兩巷

①兩巷超前應(yīng)力監(jiān)測(cè)。每巷的超前、端頭及封口支護(hù)段共計(jì)選取10根單體液壓支柱，使用礦用本安型數(shù)字壓力計(jì)進(jìn)行監(jiān)測(cè)，并通過監(jiān)測(cè)得到的壓力狀況來分析判定超前采動(dòng)影響范圍及其壓力峰值距工作面的大致距離。

②表面位移量觀測(cè)。采取安設(shè)表面位移測(cè)點(diǎn)的辦法，量取巷道圍巖的變形量，通過比較圍巖的變形量和允許值，看是否超過其安全最大允許值，從而判定是否滿足巷道的正常使用。

③頂板離層及錨桿受力監(jiān)測(cè)。工作面順槽巷道需要對(duì)掘進(jìn)期間安裝的頂板離層、錨桿（索）受力進(jìn)行觀測(cè)，每兩天觀測(cè)一次。采用多點(diǎn)位移計(jì)和錨桿測(cè)力計(jì)分別監(jiān)測(cè)不同層位的頂板離層量和支護(hù)錨桿的受力狀況，分析判斷錨桿的工作狀態(tài)及支護(hù)參數(shù)是否設(shè)計(jì)合理。

礦壓監(jiān)測(cè)點(diǎn)布設(shè)分布見圖2，其中L為頂板離層計(jì)，Y為錨桿應(yīng)力計(jì)。

2.2 礦壓監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)分析

（1）基本頂來壓步距

基本頂?shù)膩韷翰骄啵ǔ醮蝸韷汉椭芷趤韷海┦艿讲擅嫱七M(jìn)距離、采面液壓支架阻力、采空區(qū)及煤壁變形的影響。分別選取工作面上部8#支架、工作面中部58#支架以及工作面下部115#支架，觀測(cè)采面來壓情況。從表2可知，2-162采煤工作面基本頂初次來壓并非同時(shí)來壓，而是沿著工作面傾斜方向分段來壓，即按上中下順序先后來壓，采煤工作面初次來壓的步距，以部分觀測(cè)點(diǎn)為例，上部8#為36.5m，中部58#為38.9m，下部115#為43.0m，可見工作面初次來壓步距36～43 m。由表2觀測(cè)數(shù)據(jù)可知，基本頂周期來壓步距為15～24m，其來壓特征類似于初次來壓。

圖2 礦壓監(jiān)測(cè)點(diǎn)布設(shè)

表2 工作面基本頂來壓步距

（2）液壓支架荷載分析

分析工作面頂板無線監(jiān)測(cè)系統(tǒng)監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)可知（見圖3），工作面基本頂初次來壓時(shí)，采面支架最大工作阻力為6493.25～6815.34 kN，基本頂周期來壓時(shí)，支架平均最大工作阻力為6373.46～6635.68 kN。

圖3 液壓支架荷載觀測(cè)數(shù)據(jù)

（3）煤層頂?shù)装逡平?/p>

2-162采煤工作面底鼓量很小，因此頂?shù)装逡平靠捎庙敯逑鲁亮勘硎尽?/p>

表3 部分測(cè)點(diǎn)的平均頂板移近量

分析表3數(shù)據(jù)可知：工作面上部（3#、33#）、下部（83#、113#）的煤層頂?shù)装迤骄平烤∮谥胁浚?8#附近）的煤層頂板平均移近量17.24 mm。

（4）巷道頂板壓力監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)分析。

兩巷超前支護(hù)段選用DW-35和DW-32型單體液壓支柱，頂板壓力監(jiān)測(cè)結(jié)果見圖4。分析可知：其支護(hù)阻力受采動(dòng)影響，單體支柱的峰值壓力距工作面煤壁約為9.8m，最大工作阻力為285 kN，超前支護(hù)段影響距離為19 m。

圖4 兩巷超前支護(hù)段頂板壓力監(jiān)測(cè)

（5）兩巷表面位移分析。

兩巷表面位移測(cè)定結(jié)果，見表4，分析數(shù)據(jù)可知：皮帶巷測(cè)點(diǎn)距離工作面煤壁15.7m時(shí)（工作面大約推進(jìn)5 d），巷道開始出現(xiàn)頂板下沉、底鼓和片幫，當(dāng)推進(jìn)45 d左右，測(cè)點(diǎn)變形量達(dá)到最大，最大頂板下沉量為1.3 mm，非回采側(cè)幫部最大位移約為112 mm，回采側(cè)幫位移最大值137 mm，而底板鼓起的最大值約為95 mm；回風(fēng)巷測(cè)點(diǎn)距離工作面煤壁17m時(shí)，巷道開始出現(xiàn)頂板下沉、底鼓和片幫，當(dāng)推進(jìn)45 d，測(cè)點(diǎn)變形量達(dá)到最大，最大頂板下沉量為1.9 mm，非回采側(cè)幫部最大位移約為135 mm，回采側(cè)幫位移最大值142 mm，而底板鼓起的最大值約為107 mm。

表4 兩巷表面位移

（6）錨桿測(cè)力計(jì)監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)分析

兩巷錨桿軸力監(jiān)測(cè)在掘進(jìn)期間安裝錨桿測(cè)力計(jì)，根據(jù)測(cè)得數(shù)據(jù)分析，見圖5?；夭蓚?cè)錨桿端部最大受力為88 kN，非回采側(cè)錨桿端部最大受力為45 kN，錨桿軸力小于極限錨固力，表明采空區(qū)和兩巷支護(hù)措施和參數(shù)設(shè)計(jì)有效。

圖5 錨桿軸力監(jiān)測(cè)

3 結(jié)語與建議

1）根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)分析，工作面來壓的最大支架載荷為6635.68 kN，初次來壓最大荷載為6815.34 kN，均小于液壓支架最大工作阻力，表明本文選擇的中間和端頭液壓支架布置滿足采煤工作面頂板控制的要求。

2）工作面初次來壓步距和周期來壓步距分別為36～43 m和15～24m，說明工作面頂板控制效果較好。

3）根據(jù)兩巷觀測(cè)數(shù)據(jù)得知，單體支柱的峰值壓力距工作面煤壁約為9.8m，最大超前支護(hù)段影響距離為19m，兩巷最大位移值為142 mm，頂板離層最大值為9.53 mm，最大錨固力為88 kN，上述變形量和受力值均在規(guī)定范圍內(nèi)，由此說明，兩巷的支護(hù)設(shè)計(jì)符合現(xiàn)場(chǎng)要求。